深部掘进过软岩及断层破碎带的支护实践.pdf

5 2 能 源 技 术 与 管 理 2 0 0 8年第 5期 深部掘进过软岩及断层破碎带的支护实践 纪传东 徐州矿务集团有限公司 张集煤矿， 江苏 徐州 2 2 1 1 4 4 [ 摘要 ] 深部巷道断层破碎 带的支护是井巷工程 的难题 ，通过对软岩及破碎带的特征分析 及支护显现分析、 重新设计， 在深部掘进巷道中取得了良好的效果。 [ 关键词 ] 软岩及断层破碎带； 预注浆； 锚杆、 索、 网、 梁和短锚杆联合支护 [ 中图分类号]T D 3 5 3[ 文献标识码]B [ 文章编号]1 6 7 2 9 9 4 3 2 o 0 8 】5 ． O 0 5 2 3 1 概况 1 ． 1 矿井及工程现状 张集煤矿位于徐州市北郊， 为年产 9 0 万 t 高 瓦斯 突 出矿井 。2 0 0 6年 3月 矿井进 行 深部 延 深采用三条主斜下山开拓掘进 ，设计开采深 度 一 1 2 6 0 m。 三条主斜下山分别是运输下山、轨道下山和 回风下山， 总T程量 5 5 0 0 m。 巷道断面 2 1 ～ 1 8 m ， 下 山坡度 一 l 8 。 一 2 3 。 ， 采用锚杆 网 梁 索 喷浆等联合支护。 1 - 2 掘进存在 问题 三条下山均从 一 7 0 0 m下石盒组底板掘进 ， 在 ⋯ 8 9 0 9 0 0 m揭 7 煤后见 F 断层 9 3 m ， 过 1 、 2 煤 、 7 、 9 煤进入山西组煤层底板 ，至 一 1 2 6 0 m 落底 。 F 断层从浅部揭露的地质资料来看 ，主要受 挤压扭曲等地质因素影响，破碎带从几米到几十 米，大小不一， 岩性多以软岩为主且存在不确定 性。从浅部支护及压力显现来看， 随掘随垮 、 塌落 冒顶 ， 遇水膨胀且围岩易风化 ； 采用联合支护后锚 喷未达到初喷强度时 ， 出现浆皮剥落 、 崩锚杆 ， 2 9 “ u” 棚崩卡栏 ， 支架扭曲变形严重 ， 最大顶底板移 近量 2 1 0 3 m m， 两帮移近量 2 5 9 1 f i l m， 被迫停头 修护 2 对破碎 带围岩分类及破坏机理确定支 护形式 2 ． 1 软岩类型的判别 软岩按巷道变形 、 破坏 、 失稳 的原因分为 膨 胀性软岩； 高应力软岩； 节理化软岩。膨胀性软岩 的变形机制与软岩本身的分子结构和化学特性有 关 。 膨胀性软岩的成分与泥质有关， 泥质的主要成 分是黏土矿物 ，而黏土矿物具有片状或链状结 晶 格架的铝硅酸盐，由原生矿物长石及云母等铝硅 酸矿物经化学风化而成。高应力软岩变形机制与 力源有关， 其中包括应力、 水的静动压力、 自重应 力、 工程偏应力 。 节理化软岩表现为顺层巷道破坏 严重 ， 穿巷道破坏轻微， 围岩变形受结构面影响而 呈各向异性特征。 2 ． 2 软岩巷道支护原理及对策 通过现场丁程地质调查研究，结合软岩工程 力学理论分析 ， F 断层破碎带系围岩变性力学机 制为微裂隙膨胀，重力和工程偏应力等复合变性 机制。 从现在岩石力学揭示， 岩石破裂后仍具有残 余轻度， 松动爆破围岩仍具有相当高的承载能力， 围岩即是支护压力的根源 ，也是抵抗平衡岩应力 的承载体。因此， 提高岩石残余强度是当务之急， 利用注浆来改变软岩胶结物 ，提高围岩强度是解 决围岩微裂隙膨胀问题， 利用锚杆 、 索、 网、 梁联合 支护及超前支护技术应对节理变化，并采用背后 注浆对可偏性“ u ” 型钢拱型支架进行永久支护加 固 。 3 掘进施工工艺及方法 3 ． 1 优化掘进方式 从尽量降低破坏围岩程度的角度看，机掘法 效果较好 ， 但由于下山度数大且有水很难使用 ， 所 以只有采取打长钻注浆来改变围岩强度 ，应用钻 爆法分小断面导硐法施工 ，来提高围岩的 自稳能 力 。 3 ． 2 选择合理的超前注浆参数 3 ． 2 ． 1 软岩类别确定根据现场应力实测结果 一 9 0 0 m处的最大主应力为 2 2 ． 2 3 MP a ，经计 算 S R H ／ R c I ． 0 式中s 一软岩制别系数， 大于 1 ．0 属于低强 2 0 0 8 年第 5 期 纪传东深部掘进过软岩及断层破碎带的支护实践 5 3 度软岩 ， 小于 1 ． 0属于高强度软岩 ； 2 先喷后支，初喷 3 0 ～ 5 0 m m封堵围岩 ， 然 尺 一上露岩层的平均容重 ， 2 5 k N ／ m ； 日一巷道深度 ， m； _ 围岩单项抗压强度 ， 测 1 5 ． 1 MP a 。 3 ． 2 ． 2 钻孔参数选择 根据注浆浆体分布及钻杆飘移情况，在掘进 迎头断面上 ，选择五个孔 ，如图 1 所示 ，孑 L 径为 6 3 ～ 8 9 m m， 比巷道下山角度小 3 。 ～ 5 。 ， 钻孔布置控 制在巷道轮廓外 2 ～ 5 m， 使用 ‘p 5 0 ～ ‘ p 1 O 0 m m钢管 加工注浆管 ，长度比钻孑 L 短 1 ～ 2 m，然后封孑 L 注 浆。此钢管作为预埋钢管架作用。 图1 注浆钻孔布置示意 图 3 ． 2 ． 3 材料选择 材料采用 4 2 5 普通 硅酸盐水 泥 ， 4 5 B e水 玻 璃， 水泥和水配比为 0 ． 6 1 ， 根据注水长度， 围岩松 散微裂隙 ，每 1 0 m注浆 1 ． 8 - 2 ． 0 t 水泥后 ，经过 4 8 h后掘进 。 3 ． 3 选择合理的支护方式 选择采取锚杆、 索、 网、 梁联合支护作为支护 主体 ， 巷道掘进前 ， 在断面迎头 比巷道坡度大 4 5 。 ～ 6 0 。 均 匀 地 打 3 ～ 5根 超 前 锚 杆 ，锚 杆 选 用 ‘ p 2 0 m m 2 ． 4 m左螺旋纹钢锚杆 ，采用 k 2 3 7 0和 Z 2 3 7 0树脂作全长锚 固， 以作为临时支护 ； 巷道掘 进后 ， 初喷浆 3 0 ～ 5 0 m m， 打支护锚杆 ， 挂网 梁 锚索支护， 允许复喷滞后 2 0 ～ 3 0 m， 另外复喷巷道 后在原锚杆间排间打注浆锚杆来加固巷道 ， 使支 护体与围岩在结构上达到最佳 的支护力学状态 。 3 ． 4 确定巷道断面 通过不 同断面形状巷道开挖后 的塑性 区分布 范 围的结果对比分析 ，直墙半 圆拱开挖后 的塑形 区范围明显小于其他巷道断面形状。 3 ． 5 施工措施 针对不同的围岩 ， 采用灵活多样 的施工措施 。 对于破碎易 冒落的围岩采用以下手段 1 采用短掘短支的支护方式 ，掘进循环进 尺控制在 0 ． 8 1 ． 2 m。 后实施锚杆网支护。 3 采用全锚固锚杆 ， 锚杆以 ‘ p 2 O m m全螺纹 钢筋为主 ，增加全锚 固锚 杆的长度 ，由原来 的 2 ．0 m增为 2 ．4 m 。药卷使用 ‘p 2 3 m m k 2 3 7 0和 Z 2 3 7 0型树脂药卷 ， 锚 固段不低 于 1 ． 4 m， 其锚 固 力不小于 l 0 ～ 1 3 t 。 4 锚杆托盘为铁托盘 ，托盘规格 尺寸为 长 宽 高 1 5 0 mm1 5 0 m ml 2 m m。 5 缩小锚杆的问排距 ， 由原来的 0 ． 9 m缩小 到 0 ． 8 m 不包括注浆锚杆， 否则 4 0 0 m m* 4 0 0 mm 。 6 超前 钢管 支 护 ，采 用 ‘ P 5 0 一 ‘ p 7 5 m m、 长 2 O ～ 3 0 m， 通过钻孑 L 注浆加固， 起到金属骨架作用 ， 能有效地防止围岩 冒落及煤层 、 软岩的突出。 7 托梁采用 “ w” 或“ M” 钢带 或 ‘ p 1 4 m m钢 筋 阶梯型梁。 8 网 ‘ p 6 m m7 0 m m X 7 0 m m钢筋电焊平 网 。 9 锚索为 p l 8 ． 8 9 m m钢绞线锚索 ，长度为 8 0 0 0 m m以上 ， 外露长度 1 5 0 ～ 2 5 0 I n ， 保证端头锚 固在实体岩 中。采用树脂药卷，端头锚 固，长度 ≥1 ． 5 m。 预 紧力 1 2 ～ 1 4 t ， 锚固力 2 6 t 以上。 锚索间 排距为 2 ．0 2 ． 0 m， 三花布置。锚索托盘采用 1 8 槽钢或 4 0 t 旧溜槽加工 ， 长度不小于 4 0 0 mm。 1 0 采取锚杆 、 索 、 网、 梁联合支护外， 还应 采用背后注浆 ，注浆锚杆注浆管 口预 留 8 0 ～ 1 0 0 m m丝扣， 待注浆后上拖板作支护锚杆用。若压力 大的巷道， 可以增加超前注浆孔及注浆量， 距离迎 头 3 - 6 m改 ‘ p 2 2l 6 0 0 ～ l 8 0 0 mm短锚杆加密支 护 ， 即在原支护锚杆间排距间打锚杆支护 4 试验巷道现场观 测 为检验设计方案可行性 ，在北翼 回风下 山和 轨道下山采用 了不同方案。 4 ． 1北 翼 回风下 山 超前注浆 喷 锚杆 网 梁 锚索 复 喷 壁厚注浆 注浆锚杆。 4 ． 2北翼轨道下山 超前注浆 喷 锚杆 网 梁 锚索 短 锚杆复喷 底板反拱锚杆。 4 ． 3观察结果 每条巷道选择设置两个观测点并安置顶板离 层监测仪 。巷道围岩表面收敛测量基点及锚杆锚 固动态监测仪 ， 观测试验巷道的顶板离层量 、 表面 能 源 技 术 j管 删 2 0 0 8年第 5期 收敛量及锚杆锚索锚固力这些巷道矿压显现的特 征值来检验本方案支护参数合理性。经过 3 个多 月观测及数据分析 ①北翼回风下山 顶板最大下 沿量为 2 7 ． 7 5 mm，底板最大下沿量 为 7 7 ． 2 7 mm， 两帮最大收敛量 未复喷前 2 8 7 - 3 mm， 巷道在掘 后 ， 5 - 8 d左右 ，即掘后 1 0 ～ 1 8 m移近速度最大 ， 3 7 d左 右巷道支护趋于稳定 ，但底板移近量 以 l 5 ． 1 m n d月增加 ； 复喷及背后注浆 ， 能减少巷道渗 水， 但巷道有开浆和崩锚杆等现象， 采取扶 u棚 加固措施， 巷道稳定。②北翼轨道下山 顶板最大 下沿量为 1 1 ． 8 m m， 底板最大下沿量为2 8 1 ． 7 N I I n ， 两帮最大收敛量 未复喷前 5 3 ． 6 m m，巷道在掘 后 ， 3 - 6 d左右 ，即掘后 6 1 0 m移近速度最 大 ， 2 3 d 左右巷道支护趋于稳定，锚杆锚索波动问在 掘后 1 2 ～ 1 8 m间， 然后趋于稳定 ， 对巷道底板采取 反拱 最大拱高 5 0 0 m m ， 打锚杆 ， 在其后 2 个月 观测期间巷道移近量仅 1 ． 7 5 m m ／ 月 ， 底板移近量 2 ． 9 m r r d月 ，巷道无开浆及崩锚杆等矿压显现现 象 5 结论 张集煤矿在深部掘进过 F 断层破碎带采用 预注浆 、 预埋钢梁 、 打超前锚杆支护 ， 杜绝 了掉顶 、 冒顶现象。采用加强锚杆 网 梁 锚索 短锚 杆联合支护 ， 能够控制围岩塑性变形； 巷道底板采 取挖反拱形， 打锚杆能控制底板移近量； 注浆、 复 喷等能阻止围岩风化、 渗水和膨胀， 改变了围岩强 度 ， 由较不稳定型变成了较稳定型。 建议 深部巷道支护采取超前注浆 喷 锚 杆 网 梁 锚索 短锚杆 复喷 底板反拱 锚杆支护形式。不仅能适应低瓦斯非突出矿井石 门揭煤 ， 而且特别适应于突m矿井 ， 石门揭煤 、 穿 软岩巷道。 [ 作者简介 ] 纪传东 1 9 6 6 一 ， 男， 江苏徐州人 ， 1 9 9 7年毕业于中国 矿业大学管理专业， 现在徐矿集团张集煤矿从事掘进和通 防技术管理工作。 [ 收稿日期 2 0 1 8 0 5 1 2 ] 上接第 2 7页 图 2 张小楼 井新主、 副井简及 井底车场平面布置图 5 结论 1 深井开采由于进 、回风井筒内两个空气 柱的密度发生变化 ， 引起了自然风压的变化 ， 两气 柱的压差可以从某一方 向的最大值减到零 ，然后 再变成相反方向的最大值 ，这主要取决于地面空 气 的温度是大于、 等于还是小于井下风流的温度。 风量的大小在 自然风压的控制下可以从某一方向 的最大值变到相反方向的某一值。 2 掌握 自然风压变化的规律 ，可通过一系 列定向调控措施的实施 ，实现深井井筒问 自然风 压作用下风流的定向流动， 避免重大事故的发生。 经上述步骤的实施 ，确保了矿井新主井风流不逆 转， 并迫使其作为矿井总进风的一个分支。 矿井新 主 、 副井共总进风量达 9 4 0 0 m 3 ／ mi n ， 措施实施后 的新主井分支可分担 5 3 5 0 m ／ m i n的风量 ，实现 了矿井通风安全及井底车场适宜的风速环境。 3 定向调控技术 的实施 ，保护了新主井井 筒内及井塔上的装备不受损坏 ，每年可节约维修 和更换等费用 1 0 0 万元 ；解决了基建单位多年遗 留下来的难题 矿井新主副井井筒建井之初存在 设计不合理缺陷 ； 消除了安全生产隐患 ， 为张小 楼井通防系统稳定运行奠定 了基础。 [ 作者简介】 刘干光 1 9 6 9 一 ， 男， 江苏丰县人， 1 9 9 1年毕业于徐州 煤校通风与安全专业 ， 现任徐卅 I 矿务集团有限公司庞庄煤 矿通风首席工程 师。 [ 收稿 日期 2 f 1 8 0 7 0 9 ]